综放开采

综放开采（精选7篇）

综放开采 篇1

1 开采技术条件

1.1 采区地质情况

开采区位于梅河三井南翼, 属于12层煤, 煤种为长焰煤, 煤层顶板为褐色泥岩, 底板为粉砂岩, 煤层厚度为13-38m, 平均厚度25m。煤层倾角为15°-45°, 一般在30°左右, 煤层硬度大于1。煤层节理发育易冒落。采区两道采用25U∮3.2×3棚支护, 棚距1.0m。自然涌水量为2.0m3/h, 该煤层北部以F4断层为界, 南部以F5断层控制。东西走向600m左右。

1.2 采区装备

GZFS4000-16/26型液压支架;MD-150-NW型单滚筒割煤机。工作面为MGD-180/630运输机;砂邦为SGD-90/630运输机, 运输顺槽为SGW-40T刮板运输机和SDJ-80型胶带运输机。

2 水平分层与大倾角综放开采比较 (见图1)

2.1 水平分层

特点:本区1-9层采用水平分层法布置回采工作面, 工作面坡度在3°-10°, 近于水平。在尽量保证工作面等长的前提下, 回风顺槽沿煤层底板布置, 运输顺槽沿顶板布置, 设计采高一般在12-15m之间。

缺点:工作面长度有限, 采放高度不宜过高, 生产能力低, 成本高。三角煤损失率大, 采区回采率低。煤层按30°倾角, 上下层间距按15m, 45°落煤角度, 三角煤损失面积为 (15×26) ÷2-12.5×12.5÷2=117m2。

优点:工作面坡度小, 易管理。

2.2 大倾角综放开采

特点:采区回风顺槽、运输顺槽均贴煤层底板布置。一次采全高。

缺点:工作面坡度大, 不易管理。

优点:工作面长度可适当加长, 按工作面长度40m左右布置, 2个大倾角综放开采工作面可布置3个水平工作面。这样掘进率低。

采放高度可以一次采全高, 生产能力大, 成本低。三角煤损失率小, 采区回采率高。煤层按30°倾角、上层运输顺槽与下层回风顺槽间距按7.5米高度、45°落煤角度计算, 三角煤损失面积为7.5×13÷2-5×5÷2+5.5×5.5÷2=51m2。

3 大倾角综放开采管理措施

3.1 工作面管理

根据倾斜工作面特点, 为了防止移支架下滑, 工作面可采取伪斜的方法, 即运输顺槽超前回风顺槽。原理为支架的受力分析 (见图2) , 即支架的下滑力T与前移支架拉力F的合力P, 正好平行于运输顺槽。伪斜角b确定为6°-8°伪1°。即倾角a为17°-25°, 伪斜角b为3°-5°为宜, 倾角a在26°-32°之间, 伪斜角b在6°-7°间为宜。煤质破碎松软时控制超前冒落, 使支架初撑有力;工作面运输机与支架间“十字头”联接好, 使溜子与支架互相制约;适当加大伪斜角, 即可控制支架下滑倾斜。

3.2 工作面倾角较大, 需采取防倒防滑措施

(1) 工作面采用伪斜开采, 下端头超前上端头, 在移架子时调整伪斜角, 开采伊始, 先开下端头, 使之超前上端头, 伪斜角达到预定范围。

(2) 工作面两台运输机头各打2个戗顶子, 防止运输机下滑。

(3) 在1号支架下侧护板打戗柱, 防止支架向下倾斜。

3.3 工作面顶板管理

为防止工作面架子倾倒, 必须保证工作面顶板完整, 使架子初撑有力, 移架子时要带压前移, 以维护顶板不破碎, 必要时可利用单柱配合移架。

3.4 工作面煤帮管理

(1) 如果围岩压力较大, 煤质破碎, 煤帮片帮等情况出现时, 严禁超前割帮, 机组可适当牵引到靠近下缺口位置, 以挡住片帮货沿倾斜工作面飞落伤人。

(2) 加强煤壁管理, 必须执行敲帮问顶制度, 浮块伞檐及时叫落, 移架后及时刹好架间。

(3) 待割完煤壁后, 工作面 (工作面刮板运输机至煤帮) 每10m设一挡货栅栏 (用金属网) , 以挡住煤帮及上方滑下大块伤人。

(4) 进入工作面的所有人员, 严禁沿着煤壁行走, 以防煤帮片帮或掉块滚落伤人。

3.5 移支架顺序

先由3号支架开始向上移架子, 移几盘支架后, 再移2号、1号。移架子时, 尽量带压擦顶前移, 移完后, 支架要初撑有力。为防止1号支架向下倾斜, 可用两根加长单体柱分别打在支架前后部的侧护板上, 单柱底部穿铁鞋, 打在运输顺槽的下帮, 移1号支架时, 戗柱可适当带压前移。

3.6 上、下端头及超前支护的管理

工作面下端头采用3.2m长π型钢做梁, 液压单体柱做腿支护, 分为前后两组, 每组3对6根π型钢支护, 一梁四腿, 并随支架前移交替迈步移动。工作面上端头支护方式与下端头相同, 只采用前部一组支护即可, 使后砂口距离短。根据架子距回风顺槽上帮距离决定使用π型钢的数量, 但每对π型钢中心间距不得超过0.5m (见图3) 。

运输顺槽超前支护采用木棚为宜, 在原U钢棚中间加备一架木梁单柱腿梯形棚, 原U型钢棚不拆, 做加强支护, 长度为20m, 待下端头支护的π型钢梁移至U钢棚梁下时, 再拆除该架U型钢棚, 同时在原位置加一根圆木棚梁, 使进入端头的木梁间距为0.5m。这样, 既增加了端头的支护, 又可对1号支架起支撑作用。待圆木移至后砂口, 即可回收。采用金属梁有如下缺点: (1) 金属梁与π钢之间摩擦阻力小, 支护不稳定, 曾出现过整个下端头严重倾斜的情况; (2) 金属梁与1号支架相摩擦, 移支架困难。

回风顺槽在原U型钢棚中间加备一架金属梁单柱腿的梯形棚做加强支护, 长度5m, 以后15m打中间顶子。当支架伸缩梁能挑起金属梁时, 撤出金属梁, 改用圆木梁, 一端搭在架子上, 另一端用单柱做腿, 同时用上端头π型钢抬起, 维护上端头。

3.7 工作面增减支架:因工作面不等长, 需增减支架

(1) 增支架。

当最上部支架与回风顺槽上帮距离超过1.5m时, 可考虑增支架。超前煤壁6米开始替棚。梁长2.4m, 单柱腿, 随支架前移, 木梁一侧搭在支架上, 当长度达到一盘支架长度时, 即可加架子。

(2) 减支架。

减支架时替棚与加架时相同, 但所替木棚梁在撤完支架后另一端要搭在下部支架上。撤出支架后, 及时加π型钢支护。

(3) 增减支架可用单体柱移架子。

当移至工作面煤帮时, 要调整好方向, 打好戗柱, 以防支架倾倒, 尽量使该处工作面坡度达到最小。

4 通风及瓦斯管理

采区设计风量为500m3/分, 最大时为687 m3/分。瓦斯绝对涌出量为5.58 m3/分, 相对涌出量为8.04m3/吨。开采前, 在+180西翼大巷打钻与本区5层旧采迹连通, 采取高位尾巷抽放。抽放浓度为44%, 抽放量为4.64m3/分。

在回风顺槽内设钻场, 开采前打防煽钻4钻, 分别比支架顶板高4m、6m、8m、10m。开采中, 每隔10-15m向上层旧采迹打抽放钻孔进行抽放, 也可在回风顺槽后砂口插明管抽放。通过采取以上抽放措施, 回风瓦斯浓度基本控制在0.5%以内。

各抽放地点要天天取样化验分析, 使抽出量与涌出量相适应, 以免造成抽放量过大供氧充分而发火。

5 经济指标对比

6 总结

通过2110区9-13层开采的实践对比, 大倾角开采比水平开采提高了工作面的单产水平及回采率, 降低了掘进率及回采成本, 为集团公司在倾斜煤层按大倾角布置工作面开采创出了一条新路。

厚煤层综放开采技术实践 篇2

在进行厚煤层综放开采的过程中, 由于煤层本身较厚, 在开采的过程中存在着很多的困难, 因而在开采中, 需要结合厚煤层的实际情况, 运用合理的开采技术, 才能够一方面确保煤层开采人员的人身安全, 另外一方面提高煤炭开采的效率, 节省更多的时间。因此, 我们首先需要分析在厚煤层综放开采的过程中存在的问题, 才能够更好地采用综放开采技术进行厚煤层的开采。下面针对在厚煤层综放开采的现状问题及具体的综放开采技术进行具体的分析和研究。

1 厚煤层综放开采现状

伴随着我国社会经济的发展, 在厚煤层综放开采技术方面也有了很大的进步, 但是仍然存在着一些问题有待解决, 只有将这些问题解决好, 才能够进一步促进厚煤层综放开采技术的发展。在厚煤层综放开采方面主要存在着以下几个方面的问题[1]。

1.1 煤矸混合率增加

在进行厚煤层综放开采的过程中, 主要存在着煤矸混合率增加的情况。主要就是由于在煤层没有开采之前, 会在煤层的顶部形成一个煤矸混合带。具体如图1所示。在进行煤层开采的过程中, 采煤机在割煤的过程中, 煤层的顶煤部分会进行无规则的冒落, 将会增加开采的难度, 也将会造成煤矸混合率的增加, 煤矸混合率的增加会给煤炭开采工作带来很大的困难, 并且还会导致顶煤的不断冒落, 造成人员的伤亡, 不利于开采工作的顺利进行。

1煤层2煤矸混合带3矸石

1.2 端面顶煤的控制困难

在采用综放开采技术进行厚煤层的开采过程中, 还存在着端面顶煤控制困难的问题, 主要就是厚煤层容易产生离层断裂的现象, 进而容易造成支架控制顶板的难度, 尤其是在端面空间无支护的情况下, 顶板与顶煤将随时可能发生冒落, 进而引发直接顶的冒顶事故[2]。因此, 在进行实际的厚煤层开采的工作中, 需要针对于端面顶煤的控制问题进行具体的研究, 寻找有效的技术措施, 对端面顶煤进行更好的控制, 提高开采的效率和水平。

2 厚煤层综放开采技术研究

在采用综放开采技术进行厚煤层开采的工作中, 需要掌握相关的技术, 需要全面的了解厚煤层的实际特点以及根据开采的实际情况, 选择科学的综放开采技术进行厚煤层的开采工作, 有助于提高开采的效率, 提高煤矿开采企业的经济效益, 下面针对于厚煤层综放开采技术进行具体的研究[3]。

2.1 选择合适的架型

在采用综放开采技术进行厚煤层开采的过程中, 首先需要选择合适的架型, 在一般厚煤层的开采过程中, 大多会采用顶梁带有潜入式伸缩梁的支架。采用这种支架的优势主要有以下两个方面, 一是, 能够确保开采人员的安全。在进行煤炭开采的过程中, 常常容易出现顶煤冒落的情况, 导致煤炭开采人员的人身安全受到威胁, 而采用该种支架, 能够及时的支护顶煤, 对开采人员的人身安全有了更进一步的保证。二是, 能够减缓煤层的坡度, 进而使煤炭能够按照预先的坡度下滑, 能够减少煤矸混合带厚度。另外, 在进行支架的选择上, 主要依据以下几点原则进行选择。选择的架型应该具有很好的撑力, 进而使支架的阻力不会过高, 有助于维护顶煤的完整性, 有助于采煤工作更加顺利的进行。支架还应该选择那些具有全封闭式的长侧护板的支架, 能够严防漏煤情况的发生。因而, 在进行支架的选择上, 应该根据煤层的实际情况, 依据相应的支架选择原则, 选择最为合适的支架在厚煤层开采中应用。

2.2 严格控制煤层的采高比

在进行厚煤层开采的过程中, 还需要严格控制煤层的采高比, 控制煤层的采高比主要的目的就是为了严防顶煤冒落的情况。在进行厚煤层采高比的控制方面, 主要应该注意以下几点。一是, 在割煤方式的选择上, 在采用综放技术进行开采中, 一般选择的是一踩一放的作业方式, 主要就是利用采煤机进行割煤, 这样能够提高采煤的效率, 并且有助于确保开采人员的人身安全以及改善作业环境。二是, 对于放煤方式的选择方面, 需要根据厚煤层的实际情况, 选择合理的放煤方式, 根据多年的采煤经验, 一般多采用双轮顺序放煤方式。采用这种方式的优点在于能够进一步控制煤层的采高比, 有助于提高回采率。另外, 还需要根据煤层的具体厚度, 如果厚煤层的厚度非常高, 可以采用多伦顺序放煤的方式, 但是如果厚煤层的厚度没有达到预先设想的厚度, 不宜采用多伦顺序放煤的方式, 应结合具体的煤层情况而定。放煤步距也应该与顶煤的移动规律相适应, 如果顶煤的厚度较大, 可以适当的放大放煤步距, 在工艺的选择上应该采用大步距, 间隔放的方式进行放煤, 有助于更好的控制煤层的采高比, 确保开采的安全性和开采的效率。

2.3 加强顶板的管理

在进行厚煤层开采中, 还需要加强对顶板的管理, 尤其是针对于一些举架较低的厚煤层, 更应该做好相应的顶板管理, 确保开采人员的人身安全。由于厚煤层顶煤的厚度不一, 一些厚煤层的顶煤厚度不足以承受过大的压力, 因而, 通过加用顶板, 能够不至于导致顶煤冒落的情况发生, 有助于采煤工作的顺利进行。因此, 除了需要严格按照相关的规定进行作业之外, 还需要做到以下几点, 才能够提高开采的效率和提高采煤工作的安全性。一是, 提高正规循环率。所谓的正规循环率主要就是指在进行采煤的过程中, 需要严格的执行割煤的高度, 以满足设备的工作空间作为原则, 一般应该控制在2.3m左右, 如果在进行割煤的过程中, 割煤的高度过大的话, 容易导致煤层顶煤的过薄, 使放出的顶煤含矸率上升。二是, 在进行割煤移架的过程中, 需要观察煤层的裂隙方向, 严格的控制工作面的采高, 提高工作面的采高比, 这样能够进一步减少工作面的片帮, 有助于煤层端面顶煤的控制, 确保煤层开采工作的顺利进行。另外, 在移架方面, 需要注意一点就是, 应该坚持带压移架, 所谓的带压移架就是需要先打开移架的操作阀, 然后再降柱, 当支架能够移动的时候, 将降柱操作阀门进行关闭, 使支架带压擦顶快速一次移到位。

3 结束语

本文针对厚煤层综放开采技术进行了具体的分析和研究, 通过本文的探讨, 我们了解到, 在实际的厚煤层综放开采中, 需要结合厚煤层的实际情况, 结合相关的综放开采技术进行开采, 才能够进一步提高厚煤层的开采效率, 节省时间, 确保开采人员的安全, 促进煤矿开采企业的长远发展, 促进我国煤炭事业的长远发展。

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参考文献

[1]戴习奎, 孟凡旺, 邢艳冬.综放工作面液压支架掩护梁更换技术实践[J].能源技术与管理, 2013 (03) .

[2]卢德芳, 刘春生, 刘智理.厚煤层综放工作面矿压显现规律研究[J].中州煤炭, 2011 (12) .

大倾角厚煤层综放开采实践 篇3

1 采区巷道布置

根据煤层赋存情况:采区布置方式采用走向长臂式。巷道沿煤层底板布置, 回风顺槽、运输顺槽沿煤层走向掘送, 开切沿倾向掘送, 轨道大巷和皮带运输巷均布置在底板岩石中。梅河三井2110区 (倾角32度) 巷道布置方式为例, 原为厚煤层水平分层综放开采, 后改为大倾角综放开采, 一次采全高。

2 综放设备选择

2.1 液压支架

根据采区煤层赋存条件及矿压情况, 选用掩护式低位放顶煤液压支架:基本架ZF4000/16/28, 过渡架ZFG 4800/18/30, 端头支架ZFTZ19200/19/32。下端头支护使用端头支架, 零米第一盘和第二盘架为过渡支架。第三盘以上使用基本支架。

2.2 运输设备

工作面煤帮和砂帮使用SG D 630/180运输机, 水平弯曲小于3°。运输顺槽使用SG W-40T刮板运输机与SD J-80胶带运输机配套。

2.3 采煤机

选用M G 150/380W D 1双滚筒采煤机。这种采煤机机身长, 高度小, 行走稳, 适应倾角大 (≤35°) , 有防跑功能, 有利于安全使用。

3 回采工艺

双滚筒采煤机割煤———推运输机——移架———放顶煤。采用斜切进刀方式, 双面割煤, 截深0.6m。割顶刀后, 立即伸出前梁护好顶板, 并伸出折叠护帮板护住煤壁。推溜子先推机头, 2~3次将运输机推到位, 打牢压顶子。移架要擦顶带压前移, 所移支架的邻架必须支撑有力。放顶煤:最小控顶距时放顶煤, 放煤步距0.6m, 根据煤层赋存情况, 采用多伦次多循环均匀放顶煤。

4 大倾角综放开采主要管理措施

4.1 选择合理的伪斜开采角度

大倾角工作面在开采过程中实践证明易造成支架、运输机下滑, 因此在开采过程中必须选择合理的伪倾斜角度, 伪斜角过大, 易造成煤帮片帮;伪斜角过小不能彻底解决支架、运输机下滑问题。

工作面与运输顺槽成90度时, 支架的下滑力T与前移支架拉力F的合力P, 正好与运输顺槽成夹角, 支架、运输机成下滑趋势。当工作面伪斜一定角度达到支架的下滑力T与前移支架拉力F的合力P与运输顺槽平行时, 支架、运输机与运输顺槽平行前移。根据倾斜工作面特点, 采用运输顺槽超前回风顺槽。

根据几年来多个工作面的开采实践一般工作面倾角为6°~8°伪1°。倾角a在26°~32°之间时, 伪斜角b在6°~7°间为宜。

4.2 工作面顶板的管理

为防止工作面倒架, 割煤时必须保证工作面顶板完整, 割完顶刀及时伸梁护顶。移架子时要带压前移, 使架子初撑有力以维护顶板不破碎。

4.3 工作面煤帮管理

由于工作面倾角大遇有构造或采区压力大时易片帮, 因此大倾角工作面煤帮侧不能行人, 割煤、移架或检修有人作业时, 上部不得有其他工序平行作业, 顶刀割完后, 必须及时伸出伸缩梁并展开护帮板护好帮顶。煤帮出现超宽时, 及时用单柱、木拌将顶板封严。此时不能放煤, 加快推进度, 架子前梁进煤帮后再正常放货。

4.4 矿压观测

工作面分别采用ZY D C-1综采支架计算机监测系统与SZLY-60数显监测仪配套, 24小时观测和分析液压支架的受力变化情况。

开采期间随时观察压力的变化情况, 当压力大于38M pa时, 工作面停止放煤, 加快开帮速度, 防止工作面压力过大, 造成煤帮片帮甚至压坏液压支架影响正常作业。

4.5 采煤机的操作

大倾角工作面使用双滚筒采煤机, 采煤机必须由专职司机操作。

采煤机启动前必须全面检查、维护、加油、更换截齿, 事先处理好再启动, 更换截齿或工作面需停器时, 将控制器搬到“0”位, 离合器打开以防移动发生事故。

4.6 移运输机

工作面煤帮使用SG D 630/220型运输机, 砂帮使用SG D 630/180型运输机, 它们的水平弯曲小于3°, 即不小于12m, 运输机只准许有一个弯曲。采煤机割煤由机头至机尾后, 运输机拉空停机, 在此前提下推移运输机, 推移运输机要协调操作, 推移运输机应该2~3次推移到位, 严禁一次推移到位。推运输机时, 必须先推机头, 严禁任意分段推移, 推运输机过程中, 发现问题及时处理, 确保在机槽无脱节, 无高低差的前提下方可开气, 开气前, 机尾压顶子打牢。

推移机头机尾时, 必须把综采机组和运输机电源锁好并挂停电牌, 否则不准推移。下顺槽运输机必须停止运转后, 方可推移机头作业。

4.7 移液压支架

1) 工作面采用伪斜开采方法, 上端头滞后下端头, 工作面移架子过程中调整伪斜角。合理的伪倾斜角会在移架过程中产生向上的力和架子下滑力相抵消, 确保架子不向下滑动。工作面伪倾斜角过大, 会造成煤帮片帮严重。工作面伪倾斜角小, 会造成架子和运输机想下滑动。2) 移液压支架前必须检查液压支架管线联接情况, 前后柱和尾部二梁油缸加装安全阀, 另外侧护板油缸的前后液压管路必须分开, 同时加装安全阀, 安全阀必须安全可靠。3) 为避免采煤机割煤时割支架前梁, 移架时必须保证前梁与煤壁间有150m m以上的安全间隙。移完的支架要成直线, 偏差不超过10m m。4) 移端头支架前, 必须将过渡架子升牢。移端头架子时, 必须将砂帮运输机先前移0.6米。干线运输机必须停机。移架程序为先移上帮附架后移主架, 最后移下帮的附架, 架子迎山角用横向油缸调整, 确保证端头支架方向、角度端正、合适。移架时必须将尾梁挑起, 放煤插梁伸出, 防止尾梁或放煤插梁刮在砂帮运输机上造成事故。移架前, 要将所移支架相邻两侧的支架升硬并将其十字头封上。然后先降后柱, 再降前柱, 支架前梁应仰起带压前移, 降柱的范围控制在150m m~200m m为宜, 若顶板破碎, 必须用单柱、大柈将架间封严。最后将伸缩梁伸出、并将折叠式掩护梁打开护好煤帮、顶板。

4.8 支架防倾防倒措施

为避免架子倾倒, 工作面移架时要及时调整液压支架。发现有倾倒现象, 应选侧护板有间隙的架子处开始移架, 在移架时用侧护板向上山的方向推架子。保证架子与煤帮溜子垂直。准备区新架设的支架由于采区未开采处于初撑力阶段, 架子与顶底板间的摩擦力小, 容易产生架子下滑, 所以应采取间隔移架的方法移架子, 支架根据巷道坡度保证一定的迎山角, 移架时所移支架的相邻两侧支架必须保证支撑有力。

4.9 放顶煤

开帮每循环进度0.6m、放顶煤步距是0.6米, 放煤工序在采煤机割煤、移架后进行。制定放煤措施时要先按每个循环进度、放煤高度、工作面长度计算出每个循环的放煤量, 再根据可放煤的架子个数计算出每个架子的放煤量。再按每分钟每个架子的实际放煤量计算出每个架子的放煤时间, 以每个架子每次放煤时间确定循环数。每次放煤时间一般确定为30~60秒确保均匀放煤。放煤顺序:放煤工按移架顺序放煤, 按确定循环数按时间多轮次、多循环均匀放顶煤。

4.1 0 工作面上下端头的支护与管理

工作面上端头采用4.2米π钢梁与2.5m单柱腿配套, 两组四根钢梁进行端头支护, 交错迈步前移;一梁四柱保证齐全且单柱必须用铁丝绑牢, 防止倒柱伤人。随着工作面向前推进, 上下顺槽后砂口及时落严, 放顶坚持由里向外的原则。落上下顺槽后砂口过程中, 若顶板冒落不充分, 可采取填货或将网子剪开使顶板来货保证后砂口落严。

4.1 1 工作面上、下端头及上、下顺槽超前支护与管理

上顺槽视压力情况超前工作面进度3~5米将U型钢棚替成木棚或木梁单柱腿三节棚;下顺槽由于使用端头支架和破碎机体积过大, 因此必须保证下顺槽替棚断面规格。

5 经济技术指标情况

通过开采实践过程中数据的总结与分析, 我们认为大倾角厚煤层综放开采优点如下:1) 经济效益明显提高;2) 工作面生产能力、单产、效率大幅度提高;3) 煤炭回收率超过7~8%;4) 降低了万吨掘进率。

以上仅是三井由水平分层综放改为大倾角综放的对比情况。该方法还在二井进行了推广与应用, 并取得了明显的效果。所取得主要指标如下:平均月产4万吨, 月推进76m, 平均采放高度8m, 直接工效17.8t/工, 吨煤材料费2.1元/吨, 吨煤成本15.8元/吨, 工作面回采率92%。由于二井原采法为今属网假顶人工分层开采, 原产量仅为1万吨/月左右。改大倾角综放后产量提高4倍, 原8米厚的煤层需开采4个分层, 改大倾角综放后万吨掘进率可降低四分之三, 回采率提高17%, 成本大幅度下降, 效率提高。

6 结论

1) 在梅河煤矿采用大倾角厚煤层综采放顶煤方法开采与老采法相比各项经济指标大幅度提高, 已普及推广应用。2) 加强了顶板支护、减小了劳动强度、加大了机械化开采程度为实现安全高效创造了条件。3) 为大倾角厚煤层开采开辟了一条稳产、可靠、安全高效的技术途径。

参考文献

[1]煤炭科学研究院北京开采研究所.煤矿地表移动与覆岩破坏规律及其应用[M].北京:煤炭工业出版社, 1981.

特厚煤层综放开采巷道布置研究 篇4

关键词：特厚煤层,煤柱宽度,FLAC2D数值模拟,电磁辐射,震动频谱

0 引言

我国是一个厚煤层储量丰富的国家, 据统计我国厚煤层产量占40%~50%, 远高于世界约15%的比重。因此, 实现厚煤层开采的安全高效高采出率对我国煤炭工业的发展具有重要影响。实践证明, 大采高综采和综放一次采全高厚煤层的有效工艺方式, 前者一般开采3.5~5.0 m煤层或6.0 m左右的条件简单煤层, 后者适合5.0~14 m煤层, 对于厚度超过14 m的煤层则采用分层综采或分层综放开采。

综放开采技术是实现厚煤层高产、高效开采的一种有效方法。随着我国煤炭资源的日益紧张, 急需开展对护巷煤柱合理宽度的研究, 特别是特厚煤层煤柱的合理优化, 对于提高煤炭采出率有着重要意义[1,2,3]。

1 工作面概况

孟加拉国拉普库利亚煤矿1210工作面位于井田南翼采区下山北侧, 为VI煤第三个工作面, 紧邻1208采空区顺序接替开采。VI煤层厚度8.7~10.8 m, 平均厚度9.3 m。煤层发育稳定, 煤层倾角2°~12°, 平均7°。

煤层老顶为中、细砂岩, 厚度8.8~19.7 m, 直接顶为粉砂岩或泥岩, 厚度0.87~6.38 m, 直接底为粉砂岩, 厚度1.56~3.14 m, 老底为中、细砂岩, 厚度9.4~21.5 m。工作面区域内煤层底板标高-476.6~-516.7 m, 地面标高+44.2~+45.3 m。

1210工作面布置平面图如图1所示。

2 采区巷道布置参数优化

2.1 数值模拟方案设计

为了研究1208采空区与1210回采工作面之间合理的煤柱留设宽度, 运用FLAC2D数值模拟软件对煤柱宽度为3 m、5 m、7 m、9 m、11 m、13 m、15 m、20 m、25 m、30 m、35 m的情况进行了模拟研究。根据1210回采工作面所在区域地质条件, 以该采区地层柱状图为依据, 对相邻工作面不同煤柱宽度进行了模拟分析, 所取煤岩力学参数如表1所示。

模型大小为300 mm×150 mm (长×高) , 模型上表面施加9.75 MPa的垂直载荷以模拟岩层的自重, 底部边界固定, 侧面均水平方向约束, 取侧应力系数1.2。本次模拟可以研究工作面邻近采空区一侧不同煤柱宽度对顺槽及工作面实体煤周围应力分布的影响规律。模拟模型简化示意图如图2所示。

2.2 不同宽度煤柱模拟分析

本次模拟可研究工作面邻近采空区一侧不同煤柱宽度对顺槽及工作面实体煤周围应力分布的影响规律。

运用FLAC2D数值模拟软件对不同煤柱宽度 (B) 下Y方向的应力云图模拟结果如图3所示。

监测到的不同宽度煤柱内部的Y方向应力变化数据如图4所示。

由图3、4可以看出:当煤柱宽度在3~5 m时, 留设的小煤柱基本被压酥, 煤柱内载荷较小, 应力向实体煤一侧转移, 上覆岩层应力主要由回采工作面内实体煤承担;当煤柱宽度在11~35 m时, 上覆岩层应力逐渐向煤柱上转移, 煤柱中所承担的支承压力增大。

从上面的数值模拟结果可以看出, 随着护巷煤柱宽度的增大, 煤柱中的最大垂直应力由小变大, 然后再变小, 因而随煤柱宽度的增加, 煤柱承载能力逐渐提高, 工作面巷帮实体煤内的应力呈现出逐渐向煤柱转移的趋势。当煤柱宽度达到一定值时, 煤柱内应力达到峰值, 这时煤柱承受着较大的上覆岩载荷, 并容易形成弹性核, 引发冲击矿压灾害;煤柱宽度进一步增大后 (如30 m) , 煤柱内的应力又呈现出下降的趋势, 此时煤柱自身已经能够承担起上覆岩层的应力, 煤柱起主要承载作用;煤柱中位移随着宽度的减少而逐渐增大, 当区段煤柱宽度小于10 m时, 煤体趋于被压酥, 位移变量急剧增加, 监测到的煤柱内位移数据如图5所示。

3 现场工业性试验

对该矿1210工作面回采期间进行现场工业性试验, 通过设计窄煤柱段与宽煤柱段来验证理论分析的合理性, 分别在1210轨道巷掘进期间留设不同的煤柱宽度, 窄煤柱宽为5 m, 宽煤柱宽为30 m, 现场工业性实验巷道布置如图6所示。

3.1 电磁辐射监测

由于煤岩体在载荷作用下变形破裂时, 将会产生电磁辐射现象, 电磁辐射强度与载荷有很好的一致性, 随着载荷的增加, 电磁辐射强度增加, 强度越大, 电磁辐射强度也就越大[4]。对于掘进面可由矿压人员携带电磁辐射仪器对掘进面煤柱进行监测, 以及时地掌握不同宽度巷道处电磁辐射的变化情况。在掘进巷道中每隔10 m布置1个测点, 每个测点测试2 min, 布置完毕后, 测试开始, 数据自动处理保存。当有某一测点电磁辐射较强时, 可在周围加密测点, 测点间距为5 m。掘进巷道电磁辐射监测布置如图7所示。

对监测到的数据进行分析, 可知在宽窄煤柱段电磁辐射平均值分别为26.9 m V和28.8 m V, 基本保持在一个水平。从电磁辐射反映的结果可判断留5 m小煤柱和留30 m的宽煤柱护巷时煤柱内载荷均偏小, 且相差不多, 和理论数值模拟结果比较符合。但是30 m的宽煤柱严重影响到特厚煤层的采出率, 因此建议采用小煤柱护巷提高采出率。电磁辐射监测结果如图8所示。

3.2 震动波监测

在整个现场工业性试验掘进巷道阶段, 无论是宽煤柱段还是窄煤柱段, 由于采掘活动必然会引起震动, 可以采用在宽煤柱和窄煤柱处各布置一个拾震器来验证宽窄煤柱段采掘活动过程中的稳定性情况。

通过对宽煤柱处和窄煤柱处一定时间内震动频谱进行监测分析, 可以看出在不同掘进段巷道内震动频谱曲线基本吻合, 说明采用30 m宽煤柱和5 m窄煤柱对1210工作面巷道掘进期间起到的稳定性作用基本一致, 也侧面验证了电磁辐射法的准确性。

4 结论

我国厚煤层储量十分丰富, 而综放开采方法是实现厚煤层高产、高效的有效方法。采用综放开采方法虽然可以大大提高工作面的产量与效率, 但是不同护巷煤柱宽度的留设对特厚煤层煤炭资源的采出率影响重大。

对特厚煤层通过FLAC2D模拟了不同宽度煤柱内Y方向垂直应力云图, 并对不同宽度煤柱内的垂直应力与垂直位移进行了分析, 得出5 m左右的小煤柱也能对特厚煤层巷道起到良好的保护作用。通过在1210工作面进行现场工业性试验, 并采用电磁辐射数据与震动频谱相互结合进行效果考察, 验证了留5 m左右的小煤柱确实起到了安全可靠的护巷作用, 为特厚煤层开采巷道布置提供了一种新的思路。

参考文献

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[3]刘玉堂.中国厚煤层综放开采技术[J].中国煤炭, 2009 (7) :7-10

水体下压煤综放开采试验研究 篇5

1研究内容

本项目以己15-17-11020工作面为主要研究对象, 对水体压煤开采的研究重点主要体现在以下2个方面:①通过研究预计导水裂隙的发育高度, 确定防水煤岩柱的厚度, 在平面上圈定出最高开采上限, 划定防水煤柱线;②通过研究, 预计地表的移动变形情况以及由此引起的环境地质问题, 如河床不均匀下沉、河流改道和河堤受损等。

2综放条件下导水裂隙带高度的计算分析

2.1煤层顶板类型确定

煤层覆岩主要由中细粒砂岩、中粒砂岩、砂质泥岩、泥岩等组成, 根据钻孔柱状图综合统计分析, 以上岩层所占比例为0.4∶0.34∶0.21∶0.05, 将各岩层的经验取值代入f=∑Mifi/∑Mi, 求平均坚固性系数。其中, Mi为i层岩层的厚度, m;fi为岩层的坚固性系数, fi=Rci/10 (Rci为岩层单向抗压强度, MPa) 。计算得, f=3.6～3.9, 说明该区煤层顶板类型属中硬型。

2.2根据经验公式确定导水裂隙带高度

(1) 依据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》确定导水裂隙带高度Hl:Hl=100∑M/ (1.6∑M+3.6) +5.6。其中, 采厚∑M取6 m。

计算得Hl=51.1 m。

(2) 根据整层长壁综放法裂隙带高度计算公式计算Hl:Hl=100∑M/ (1.5∑M+1.0) +2.0。

计算得Hl=62 m。

2.3根据现场实测结果类比确定

全国各地实测的综放开采后的覆岩破坏高度, 对于中硬覆岩, 裂高采厚比为4.8～11.8, 实测导水裂隙带高度最大值为70.8 m (M=6 m) 。选用上述裂高采厚比最大值11.8, 并且考虑到该工作面采厚为6 m, 则类比确定的最大裂隙带高度为70.8 m。

2.4计算机有限元数值计算结果

采用该矿井的相关岩石力学参数, 以工作面己15-17-11020为地质模型, 采用弹塑性有限元数值计算方法及岩体渗流方程, 计算工作面开采后的应力变化分布状态、顶板采动破坏区范围及岩层的渗透性变化特征。结果表明, 煤层开采后在煤柱区内顶板产生了较大的压力集中现象, 而在采空区顶板中出现了降压区, 在采空区边缘与煤壁交界处的顶板中采动破坏带的高度最大, 达到了72.5 m, 当含水层位于此范围内时水将涌入工作面, 这一计算结果与前面的经验公式计算结果基本符合;在应力与渗透系数的相互关系中, 在采空区上方顶板和煤壁一侧上方顶板中均产生了渗透系数的增加区, 但只有采空区上方的渗透系数增加区对水体下采煤有直接影响, 因其只有37 m高, 所以不会造成水涌入工作面, 因此工作面开采不受地表水体的影响。

2.5计算结果分析

己15-17-11020采面综采放顶煤一次采6 m厚煤层时, 顶板导水裂隙带最大高度为70.8 m, 而该面的最小煤岩柱大于84.7 m, 并以11020采面最上端重新界定了防水煤柱边界 (图1) , 所以工作面开采后煤柱内尚有保护层, 厚度最小为13.9 m。从覆岩特征看, 岩柱主要由砂质泥岩及砂岩等组成, 其中泥岩类所占的比例近40%。泥岩的单层厚度大, 决定了岩层的抗破坏能力强, 利于再生形成隔水层, 并利于抑制导水裂高的发育;另外, 该面采深采厚比为47.3～56.7, 冲积层厚度均在90 m以上, 与全国部分类似条件下河流开采实例相比, 具有松散层厚度大、采深采厚比大的特点。

综合分析以上因素, 己15-17-11020及其以下采面在汝河下采用综采放顶煤一次采全高的采煤方法, 不但不会造成汝河及第四系冲积层水溃入井下, 而且也不会引起井下涌水量的明显增加。

3综放开采后地表岩移情况预测

3.1岩移预测计算参数值

采深:250～360 m;拐点偏移距:50 m;开采厚度:有效厚度为5 m (实际煤厚5.85 m) 。开采影响传播角θ0:90°-0.6α (α为煤层倾角) ;下沉系数q:0.80～0.82;影响角正切tan β:下山侧2.0, 上山侧2.6～3.2, 走向2.3;水平移动系数b:下山侧0.35, 上山侧0.3, 走向0.35。

3.2预测结果

采用三维概率积分法, 叠加计算各工作面开采引起的地表下沉。

己15-17-11020工作面开采后, 地表下沉盆地基本上沿着工作面走向扩展, 由于在工作面倾斜方向尚未达到充分采动, 地表最大下沉值为2 868 mm。受煤层倾角的影响, 工作面开采后, 地表下沉盆地略向煤层下山方向 (南侧) 偏移, 下沉盆地在煤层倾斜方向上的宽度约350 m (以下沉值10 mm为界) 。在汝河南岸靠近工作面终采处, 有长约800 m、宽约150 m范围的河床, 下沉量为500～1 500 mm;汝河北岸已基本进入开采影响盆地范围, 下沉盆地在汝河北岸向西北方向延伸约800 m。

4开采试验

经过科学周密的论证, 开始了该工作面开采试验工作。己15-17-11020采面位于汝河及其冲积层下, 平均煤厚5.85 m, 采用综采放顶煤一次采全高的采煤方法, 全部垮落法控制顶板。

4.1采面涌水情况

采面的整个回采过程中, 只是在基本顶垮落 (推进35 m) 后, 胶带运输巷下帮出现了顶板砂岩的正常涌水, 涌水量9 m3/h, 以后逐渐稳定在6 m3/h左右, 直至回采结束。从采面的涌水量和涌水特征可以看出, 采面的涌水是预计的顶板砂岩水, 而不是地表的汝河水或其冲积含水层水。

4.2地表岩移情况

经过多年地表岩移观测, 走向边界角46°;走向充分采动角44°;走向移动角72°;走向拐点偏移距40 m;上山边界角24°;上山最大下沉角88°;上山移动角55°;上山拐点偏移距65 m;下沉系数q=0.50;主要影响半径R=118 m;水平移动系数b=0.35;主要影响角正切2.54。由此看出, 己15-17-11020采面开采后未达到充分采动, 其结果与预测基本一致。采动后, 地表虽出现近2.6 m的下沉, 局部河堤出现裂缝, 但由于冲积层厚度大, 塑性变形较多, 未对地表及河流造成太大影响, 河堤局部加固处理后, 不影响其效用。己15-17-11020采面下区段的11040和11060采面截止2005年已回采完毕, 这里对整个己一采区地表移动情况作出进一步评价分析。

整个己一采区地表下沉盆地的长轴大致平行于工作面走向, 下沉盆地除了向南岸侧偏移外, 盆地在北岸侧较陡, 南岸较缓, 但盆地在南岸方向扩展大于北岸。受其影响, 汝河在己一采区西翼工作面上方有局部水流变化的趋势, 汝河在工作面开始侧的上方将对汝河北岸的西北河滩形成冲刷, 在工作面停采侧上方的南岸形成新的河滩漫淹, 杨湾局部护村大堤下沉量300～2 000 mm。

5结语

综放开采合理割煤高度确定 篇6

关键词：综放开采,割煤高度,煤壁片帮,顶板位移,支承压力,采出率

综采放顶煤由于其安全高效等优越性, 我国特厚煤层开采基本上都首选放顶煤开采工艺[1]。但对于特厚煤层, 一般采高综放开采存在采放比超标、顶煤采出率偏低等难题。随着我国大采高单一煤层开采技术的成熟, 采用大采高综放, 实现特厚煤层安全高效开采成为发展趋势[2]。机采高度大于3.5 m的放顶煤工作面定义为大采高综放工作面[3]。大采高综放开采的优点是:增大了割煤高度, 提高了一次煤层采出厚度, 生产效率明显提高;实现了生产集中, 节省了投资;增大了工作面通风断面, 降低了工作面通风阻力, 有利于实现工作面的安全生产[4,5,6]。大采高综放开采的难点是:割煤高度的增大影响煤壁的稳定性及顶煤采出率的提高[7,8,9,10]。为此, 借助FLAC3D有限差分数值模拟软件, 以神树畔煤矿3#煤层为研究对象, 研究了综放开采割煤高度与煤壁片帮、顶板位移、工作面超前支承压力和顶煤采出率的关系, 为综放开采合理割煤高度的确定提供理论依据。

1 煤层概况

(1) 煤层区域地质构造。3#煤层区域构造简单, 为一单斜构造, 未发现规模较大的褶皱、断裂, 也无岩浆活动痕迹。

(2) 煤层水文特征。3#煤层是以裂隙含水层充水为主的水文地质条件简单的矿床。

(3) 煤层赋存特征。3#煤层处于侏罗系含煤地层中, 煤层埋深220~280 m, 平均埋深250 m。煤层厚10.52~11.75 m, 平均厚11.16 m。煤层平均倾角0.5°。3#煤层平均单轴抗压强度为21.07 MPa。

(4) 煤层顶底板特征。3#煤层直接顶厚0.59~15.25 m, 平均厚7.92 m, 岩性以泥岩及粉砂质泥岩为主, 属难垮落顶板。基本顶板厚且坚硬, 厚9.23~38.09 m, 平均厚23.66 m, 岩性以细粒及中粒砂岩为主, 总体强度较大, 属中等—难垮落顶板。

(5) 煤层自燃及瓦斯。煤层瓦斯分带处于二氧化碳—氮气带, 煤尘具有爆炸性危险, 煤层易自燃。

2 综放开采割煤高度确定

2.1 数值计算模型

采用FLAC3D软件数值模拟方法, 论证9个不同割煤高度对3#煤层综放开采矿压显现影响, 优选合理的工作面割煤高度。设计模型尺寸为700 m×20m×110 m (图1) , 沿推进方向 (X方向) 长度700 m, 垂直方向 (Z方向) 厚度110 m。设3个分层, 分别为底板 (厚度20 m) 、煤层 (厚度11 m) 和顶板 (厚度79 m) 。第四系表土层以等效载荷的形式加载在模型上表面, 计算模型如图1所示。模拟割煤高度分别为3.0, 3.5, 4.0, 4.2, 4.5, 4.8, 5.0, 5.2, 5.5 m;相应放煤高度分别为8.0, 7.5, 7.0, 6.8, 6.5, 6.2, 6.0, 5.8, 5.5 m。

2.2 模拟结果分析

(1) 煤壁片帮深度受采动支承压力影响, 工作面煤壁和顶板会产生位移, 实际生产中, 煤壁位移达到煤岩破坏极限时, 就会产生工作面片帮, 片帮是煤岩体破坏的客观外在表现。工作面煤壁片帮量随推进度的变化趋势如图2所示。

由图2可知, 开挖100~200 m过程中, 采高越大煤壁片帮量越早发生激增。采高大于4.5 m时, 在工作面推进100 m之后开始显著增大。而采高小于4.5 m时, 工作面在推进至150 m之后才开始显著增大。说明采高越大, 煤壁越早发生强烈塑性变形。工作面开挖200~300 m过程中, 各模型片帮量缓慢增大, 并在工作面推进至300 m左右时达到最大值, 此后煤壁片帮量基本稳定。

图3为推进至350 m时, 不同割煤高度条件下煤壁片帮量变化的拟合曲线。

由图3可知, 当采高小于4.5 m时, 煤壁片帮曲线斜率较小。割煤高度超过4.5 m时, 片帮曲线斜率急剧增大, 煤壁片帮加剧, 片帮量急增, 割煤高度4.8 m时片帮量较4.5 m增加100 mm。因此, 采高应控制在4.5 m附近, 否则煤壁片帮加剧将可能导致架前空顶区域增大, 易造成架前顶板垮落事故。

(2) 煤壁顶角处顶板位移分析各模型煤壁顶角处顶板的水平方向和垂直方向位移量变化趋势如图4和图5所示。

由图4、图5可知, 煤壁顶角处顶板的水平位移和垂直位移变化规律与煤壁片帮变化规律基本相近。开挖100 m前变化量很小, 之后采高大于4.5m的模型变形量显著增大, 采高小于4.5 m的模型在推进至150 m后才开始有明显增大。继续推进各模型均缓慢增大, 在推进至300 m时达到最大值, 随后变形量基本稳定。图6为工作面推进至350 m时不同采高煤壁顶角处顶板位移情况。由图6可知, 采高小于4.5 m时, 顶板垂直和水平位移随采高增加较缓慢。当采高大于4.5 m后, 水平和垂直位移量增幅均显著增大。说明割煤高度4.5 m即为有效控制顶板的较合理采高, 此时由计算得到的顶煤垂直下沉量小于300 mm。

(3) 超前支承压力分析。工作面支承压力分布如图7所示, L1为应力峰值距煤壁的距离, L2为应力的超前影响范围。

应力峰值距煤壁距离和应力集中系数的统计情况见表1。由表1可知, 工作面采高较低时 (采高小于4.5 m) 超前集中应力峰值距煤壁较近, 范围1~14 m。采高较大时 (采高大于4.5 m) 综放应力峰值距煤壁稍远, 范围6~18 m。应力峰值前移说明煤壁和顶煤产生塑性破坏后承载能力降低, 应力向前方转移。因此, 应力集中峰值距煤壁越远, 越有利于顶煤的自然破碎。

开挖300 m后综放面超前支承压力影响范围分布如图8所示。整个开挖过程中设计顶板模型厚度79 m保持不变, 第四系中表土层以等效载荷的形式加载在模型上表面。由图8可看出, 无论采高多大, 在开采煤厚相同的情况下, 整个模型的支承压力分布形态和超前应力影响范围基本相似。各模型超前支承压力影响范围均为煤壁前方约90 m。

2.3 综放开采重要矿压显现参数的定量结论

(1) 割煤高度变化直接影响着煤壁片帮量的大小。采高越小, 煤壁片帮量越小。割煤高度由4.2m增至4.5 m时, 片帮深度增加56 mm, 而割煤高度由4.5 m增加到4.8 m时, 片帮深度增大100 mm, 相同采高增幅, 后者片帮增量是前者的1.78倍, 由此可知采高超过4.5 m后煤壁片帮深度发育速度快, 片帮高度大, 片帮可控性降低。割煤高度4.5 m时, 计算得到的煤壁片帮深度小于500 mm, 片帮高度2 700 mm。

(2) 在顶板控制效果方面, 割煤高度由4.2 m增至4.5 m时, 端面顶角处顶煤垂直位移量增大37mm, 而由4.5 m增至4.8 m时, 垂直位移量增大82mm, 即相同割煤高度增幅, 后者垂直位移增量是前者的2.2倍, 说明割煤高度超过4.5 m时, 顶板垂直位移量增幅较大, 顶板和支架上方顶煤活动加剧, 矿压显现剧烈。割煤高度4.5 m时, 工作面煤壁顶角处顶煤垂直位移小于300 mm, 水平位移小于420mm。

(3) 割煤高度越大, 工作面超前应力峰值范围越大, 因此选用较大的采高有利于顶煤的超前破坏。割煤高度4.5 m时, 最大集中应力处距煤壁5.5~14.0 m, 有利于顶煤超前破坏。

(4) 割煤高度3.0~5.5 m时工作面前方煤体上应力集中系数变化不大, 平均为3。超前应力的影响范围基本相同, 为工作面前方约90 m。

通过数值模拟可知, 采高4.5 m时, 煤壁片帮量和顶板位移量均较小。采高大于4.5 m时, 割煤高度一个单位 (例如0.3 m) 的增加, 相对于一个单位割煤高度的减小, 工作面煤壁片帮和顶板位移变化量显著增加。由此3#煤层综放开采较合理的割煤高度为4.5 m。

2.4 综放开采合理割煤高度确定

前述数值模拟对神树畔煤矿3#煤层综放开采较合理的割煤高度进行了初步探讨, 下面从采出率方面进一步分析。共设计3.0, 3.5, 4.0, 4.2, 4.5, 4.8, 5.0, 5.2, 5.5 m共9个不同的割煤高度, 按照割煤采出率100%, 顶煤采出率70%和75%两种情况计算煤层厚度方向的采出率 (表2) 。

由表2可见, 割煤高度4.5 m时, 煤层厚度方向的采出率为82.10%~85.08%, 达到国内综放开采采出率的较好生产水平。

对神树畔煤矿3#煤综放面开采后支架工作阻力和支撑高度进行了预计, 通过大量的调研工作, 结合矿井生产实际情况, 选用ZFY10200/25/462D型综放支架, 其工作阻力和支撑高度能够满足要求。

综上所述, 针对神树畔煤矿3#煤层的具体条件, 优先考虑综放工作面顶板控制效果, 并结合我国综放支架实际采高现状和综放工作面采出率的生产水平, 建议综放开采合理的割煤高度为4.5 m。

3 结论

运用数值模拟方法, 定量计算了煤层总厚度11m, 不同割煤高度对综放开采重要的矿压显现参数。同时考虑采出率因素, 对神树畔煤矿3#特厚煤层综放开采合理的割煤高度进行了探讨, 建议3#煤层综放开采合理割煤高度为4.5 m。考虑到国内目前普遍采用的大采高综放支架支撑高度最大值一般为3.5~4.2 m, 本煤层综放开采选择4.5 m, 属于比较大的割煤高度。

大采高会对硬度较大的3#煤层顶煤垮落后块度的减小有利, 选择工作面支架的高度应以此为基准。实际开采过程中, 建议以4.5 m割煤高度为基准, 进行割煤高度适当增大或减小的开采试验, 兼顾工作面顶板控制效果和有利顶煤放出两方面, 最终从实践中确定最合适的工作面割煤高度。

参考文献

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综放开采 篇7

中国放顶煤开采取得了很大成功, 成为开采厚煤层最有效的手段, 但研究成果主要体现于综合机械化放顶煤开采的装备配套[1,2], 对于厚度变化极大的急倾斜煤层, 采用悬移支架放顶煤开采的矿压及顶煤冒放规律涉及较少[3,4,5]。本文以昊华能源公司木城涧煤矿石炭纪煤层悬移支架放顶煤开采的工程应用为基础, 应用相似模拟实验研究了不同的放煤方式、放煤步距对顶煤破坏及放出率的影响。

1 地质概况

大台井田3#煤层位于太原组上部, 煤厚0 m~25.70 m, 平均煤厚6.56 m, 顶板以含炭或不含炭的泥岩、粉砂岩为主, 底板以含炭或不含炭的粉砂岩、泥岩为主;5#煤层位于太原组顶部, 在井田中部与3#煤层合并, 井田东部及西部则独立 (与3#煤层分叉) 赋存。与3#煤层间距为0 m~17 m, 煤厚1.19 m~17.8 m, 平均煤厚6.81 m, 为不稳定局部可采煤层。煤层顶板以含炭或不含炭的粉砂岩、泥岩为主, 煤层底板以炭质泥岩及含炭或不含炭的粗、细粉砂岩及其互层为主, 局部为砾岩、中粒砂岩及细晶岩。

2 放煤方式的选择

采用的放煤方式主要有三种:单轮顺序全量放煤 (简称单轮顺序) 、单轮间隔全量放煤 (简称单轮间隔) 、多轮均匀顺序等量放煤 (简称多轮顺序) 。采用相似模拟实验, 相似几何比1∶40, 放煤间距3 cm, 相当于实际的1.2 m, 依次设置7个放煤口, 图1表示平均单口回收率η和放煤高度h的关系, 表1为不同放煤方式放煤量。

从图1和表1分析, 可以表明:

a) 采用单轮顺序放煤方式, 相邻放煤口的影响较大, 除No.1放出量正常外, 其它放煤口的放出量均受上一放煤的影响, 放出量呈“两小一大”的规律。煤岩分界面形状也发生变化, 除No.1放煤是放煤口中心见矸外, 其它均在靠近上一放煤口侧的放煤口边缘见矸。且随着放出高度的增加, 放出率呈上升趋势, 放出高度大于10 cm (实际4 m) 后, 脊煤损失变化小 (减少9%) 。因此, 随着放出高度的增加, 上部煤体充分放出, 放出总煤量增大, 下部绝对脊煤损失量基本保持不变, 相对脊煤损失量下降, 回收率上升;

克

注:Q1到Q7为1号到7号放煤口放出煤量, g;q为脊背损失, g;h为放煤高度, cm

b) 采用单轮间隔放煤方式, 由于放煤口间距较大, 所以前、后放煤口影响较小, 因此, 第一轮单数放煤口放煤时, 每个放煤口均可认为不受其它放出体的影响;当双数放煤口放煤时, 放出高度已不再是顶煤厚度, 而且放煤时受两侧放出体的对称影响, 放出量也比较均匀, 在放煤口中心见矸, 脊煤损失较小。从放出量来看, 在单数放煤口放煤时由于放出体之间的相互影响较小, 放出量比较接近 (除NO.1外) ;双数放煤口放煤时由于各放出体所处的边界条件相近, 放出体参数相近, 放出量亦相近;

c) 采用多轮顺序放煤方式, 在放煤过程中, 煤岩分界面保持平稳下降。但在煤岩分界面附近有煤矸混杂现象。如果采用两轮放煤, 煤矸混杂比较少, 采用三轮放煤时, 混矸现象严重。尤其在h=40 cm条件下三轮放煤时, 前两轮放出高度共30 cm, 占放出总高度的64%, 平均单口放出纯煤量956 g, 占单口放出总量的87%, 虽然放出时没有矸石, 但此时的煤岩分界面已开始有混矸;当放第三轮时, 只放出少量煤体即有矸石窜出, 当窜出矸石有明显增多趋势时关闭放煤口, 每个放煤口放出矸石约有30 g~50 g不等。由此可见, 随着放出高度的增加, 上部煤体基本能够全部放出, 不能放出的煤体主要集中在顶煤的下部。

从三种放煤方式的平均单口放出率来看, 在不考虑窜矸的情况下, 放煤效果最理想的是多轮均匀顺序放煤, 但是如果考虑窜矸, 则情况有所不同。如果放煤次数少 (2轮) , 放出率提高不显著;如果放煤次数多 (3轮或更多) , 虽然能够提高顶煤放出率, 但对煤岩分界面的扰动次数增加, 煤岩分界面附近煤矸混杂区的厚度增加, 矸石放出量亦增大;从工作面的工作组织来看, 单轮放煤工序简单, 多轮放煤工序复杂, 而且每次放煤的放出高度不易掌握, 很难做到均匀放煤, 从而直接影响放出率。单轮间隔放煤较单轮顺序放煤, 顶煤的回收率高, 而且从放煤的结果看, 煤矸分界面的混矸层厚度较小, 放煤的含矸率低。因此, 单轮间隔放煤方式比较优越。

3 放煤步距的选择

在相似模拟实验中发现:放煤前煤体上方和后方均为矸石, 上方煤岩分界线为圆弧面 (线) , 前方为顶煤的破断面, 放煤时上方和后方的矸石按一定规律向放煤口运动。放煤步距较小时, 后方矸石先到达放煤口, 将造成上部大量煤体的丢失;放煤步距较大, 上部矸石先到达放煤口, 会造成后部煤体的损失。因此, 从放出率来考虑, 合理的放煤步距应能保证上部和后部煤岩分界线上的矸石同时到达放煤口。为了掌握放煤步距与顶煤损失的关系, 进行了连续推进放煤实验, 如图2所示, 不同放煤步距顶煤回收率如表2所示。

实验结果表明:一刀一放和二刀一放的含矸率基本相同, 后者的煤炭损失更为严重, 前者的含矸率较后者增加1.6%, 但顶煤回收率却提高了5.98%。因此, 一刀一放的放煤步距更合适。

4 结语

通过研究, 得出以下结论:

a) 从劳动组织、含矸率、煤矸分界面的混矸层厚度等综合分析, 单轮间隔放煤方式为最优放煤方式;

b) 综合分析含矸率、顶煤回收率等因素, 确定一刀一放的放煤步距为最优放煤步距。

摘要：通过进行急倾斜煤层综放开采的相似模拟实验, 对综放开采的合理放煤方式及放煤步距进行了研究。研究结果表明:综合考虑劳动组织、含矸率、煤矸分界面的混矸层厚度等影响因素, 确定单轮间隔放煤方式为最优放煤方式, 最优放煤步距为一刀一放。

关键词：放煤方式,放煤步距,放煤工艺优化

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